CN111330741A - 一种氧化-硫化混合锌矿的同步浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种氧化‑硫化混合锌矿同步浮选方法，包括如下步骤：(1)将氧化‑硫化混合锌矿原矿进行磨矿处理；或直接选用氧化‑硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿；(2)加入碳酸钠调浆，控制矿浆的pH为8～12，然后再加入金属离子盐，所述金属离子盐为硝酸铅、氯化铅、氯化铝、硫酸铝和硫酸钛中的至少一种；(3)再加入抑制剂和捕收剂，调浆后进行锌浮选即得到氧化‑硫化锌混合精矿。本发明可以在同一浮选作业中获得含有氧化锌矿物与硫化锌矿物的氧化‑硫化锌混合精矿，浮选前不需要进行脱泥处理，浮选流程短，浮选药剂制度较为简洁，流程稳定且易于操作，锌的浮选回收率高，且有利于选矿回水循环利用。
Description
技术领域
本发明涉及一种氧化-硫化混合锌矿的同步浮选方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
锌金属在现代工业中用量仅次于铁、铝及铜等金属，主要用于镀锌工业、机械制造工业与电池领域，具有非常重要的作用。我国的锌矿资源相对较为丰富，目前多数矿山以开采选别硫化矿为主，仅很少的一部分矿山能够采用浸出的方法利用高品位氧化矿，而低品位氧化锌矿与氧化-硫化混合锌矿是典型的复杂难处理资源，亟需开发新的高效选矿与冶金技术。
采用常规的选矿技术技术处理氧化-硫化混合铅锌矿基本是按照“先铅后锌、先硫后氧”的原则，即先选硫化铅矿物，后选氧化铅矿物，再选硫化锌矿物，最后选氧化锌矿物，分别在四个选别循环中产出硫化铅精矿、氧化铅精矿、硫化锌精矿、氧化锌精矿等四个精矿产品。因此，常规的浮选技术存在工艺流程长、结构复杂、选矿药剂消耗大等诸多问题；且各个选别循环之前交互影响，金属的回收率低，不利于选矿操作与回水的循环使用，极大地限制了该类技术在工业生产中的实际应用。再者，大部分的氧化-硫化混合铅锌矿石结构复杂，伴生组分不稳定，嵌布粒度不均匀，泥化严重，并含有大量的粘土、褐铁矿与可溶性盐，现常使用的硫化-胺法浮选氧化锌矿的效果不能令人满意。这些因素造成我国有大量的低品位氧化锌矿与氧化-硫化混合锌矿资源还未能得到大规模的利用。
发明内容
针对氧化-硫化混合锌矿浮选工艺流程长、浮选回收率低与操作复杂等问题，本发明提供了一种氧化-硫化混合锌矿的同步浮选方法，可以在同一浮选作业中获得含有氧化锌矿物与硫化锌矿物的氧化-硫化锌混合精矿，浮选前不需要进行脱泥处理，浮选流程短，浮选药剂制度较为简洁，流程稳定且易于操作，锌的浮选回收率高，且有利于选矿回水循环利用。
为了实现上述技术目的，本发明采用如下技术方案：
一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，包括如下步骤：
(1)将氧化-硫化混合锌矿原矿进行磨矿处理；或直接选用氧化-硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿；
(2)加入碳酸钠调浆，控制矿浆的pH为8～12，然后再加入金属离子盐，所述金属离子盐为硝酸铅、氯化铅、氯化铝、硫酸铝和硫酸钛中的至少一种；
(3)再加入抑制剂和捕收剂，调浆后进行锌浮选即得到氧化-硫化锌混合精矿。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(1)中，所述的氧化-硫化混合锌矿原矿中的锌氧化率不低于20％，或氧化-硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿中的锌氧化率不低于20％。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(1)中，将氧化-硫化混合锌矿原矿进行磨矿处理后的产品细度或氧化-硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿产品细度控制在-0.074mm含量为55％以上。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(2)中，调浆时间为3～15min。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(2)中，所述的金属离子盐的用量至少为100g/t原矿或尾矿，优选用量为500～1500g/t原矿或尾矿。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(3)中，所述的抑制剂为水玻璃、淀粉、糊精、羧甲基纤维素钠和六偏磷酸钠中的至少一种，用量至少为500g/t原矿或尾矿，优选用量为1000～3000g/t原矿或尾矿。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(3)中，所述的的捕收剂为脂肪酸类、黄原酸盐类和羟肟酸类中的至少一种，用量为至少300g/t原矿或尾矿，优选用量为500～1500g/t原矿或尾矿。
本发明一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，步骤(3)中，调浆时间为5～20min；浮选时间为5～15min。
本发明巧妙地利用矿浆水溶液中碳酸根离子与金属离子生成的碳酸盐沉淀物或羟基碳酸盐化合物在不同矿物表面沉积或吸附性质的差异，为抑制剂在脉石矿物表面的吸附或捕收剂在目的矿物表面的吸附提供吸附位点，强化浮选药剂的选择性吸附，实现多种含锌矿物在同一浮选过程中的同步上浮，以及多种脉石的选择性抑制，获得含有氧化锌矿物与硫化锌矿物的氧化-硫化锌混合精矿。
本发明具有将原有的硫化锌矿物浮选-氧化锌矿物浮选流程，改变为混合锌矿物同步浮选流程；将原有的两个浮选循环设计为一个浮选循环；浮选前不需要进行脱泥处理，浮选流程短，浮选药剂制度简洁，稳定且易于操作，锌的浮选回收率高，有利于选矿回水循环利用等特点。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。本发明实施例中，如无特别说明，其含量均为质量含量。
实施例1
本实施例以云南某氧化-硫化混合锌矿为对象，该矿石样品中含Zn 7.35％、CaO13.01％、SiO249.97％，锌的氧化率为70.52％，其中菱锌矿的分布率为52.85％，硅酸锌的分布率为14.27％，其他的锌氧化物主要为锌铁尖晶石。
将原矿磨细至-0.074mm占85％以上，先加入2kg/t碳酸钠调浆5min，控制矿浆的pH为11.0左右，加入100g/t硫酸铝与500g/t硝酸铅活化，再加入1000g/t组合抑制剂(600g/t水玻璃、200g/t六偏磷酸钠和200g/t糊精)和1000g/t脂肪酸类捕收剂，搅拌调浆10min，同步浮选7min即得到氧化-硫化锌混合精矿。其试验结果见表1。
对比例1
其它条件均与实施例1完全一致，不同之处在于没有加入硫酸铝与硝酸铅活化，其试验结果见表1。
对比例2
氧化-硫化混合锌矿原矿同实施例1。
(1)将原矿磨细至-0.074mm占85％，加入500g/t硫酸铜、200g/t丁黄药和20g/t 2#油先浮选得到硫化锌精矿和浮选尾矿；
(2)浮选尾矿中依次加入10kg/t硫化钠、1kg/t碳酸钠、500g/t水玻璃、500g/t六偏磷酸钠，再加入300g/t十八胺与20g/t 2#油，调浆3min后浮选，其试验结果见表1。
表1氧化-硫化混合锌矿浮选试验结果
实施例2
本实施例以某氧化-硫化混合铅锌矿为对象，该矿石样品中含Pb 4.64％、Zn3.22％、CaO 19.67％、SiO247.57％、TFe 2.53％、MgO 8.56％，其中铅的氧化率为50％左右，锌的氧化率为70％左右。
将原矿磨细至-0.074mm占85％，先加入10kg/t硫化钠硫化，再加入200g/t戊黄药同步浮选出氧化-硫化铅精矿，再加入5kg/t碳酸钠调浆5min，后加入500g/t硝酸铅活化，再加入2000g/t组合抑制剂(500g/t水玻璃、300g/t柠檬酸钠和1200g/t木质素磺酸盐)和500g/t脂肪酸类捕收剂，搅拌调浆5min，同步浮选10min即得氧化-硫化锌精矿。其试验结果见表2。
表2氧化-硫化混合铅锌矿浮选试验结果
Claims (8)
1.一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于，包括如下步骤：
(1)将氧化-硫化混合锌矿原矿进行磨矿处理；或直接选用氧化-硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿；
(2)加入碳酸钠调浆，控制矿浆的pH为8～12，然后再加入金属离子盐，所述金属离子盐为硝酸铅、氯化铅、氯化铝、硫酸铝和硫酸钛中的至少一种；
(3)再加入抑制剂和捕收剂，调浆后进行锌浮选即得到氧化-硫化锌混合精矿。
2.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(1)中，所述的氧化-硫化混合锌矿原矿中的锌氧化率不低于20％，或氧化-硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿中的锌氧化率不低于20％。
3.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(1)中，将氧化-硫化混合锌矿原矿进行磨矿处理后的产品细度或氧化-硫化混合铅锌矿选铅后的尾矿产品细度控制在-0.074mm含量为55％以上。
4.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(2)中，调浆时间为3～15min。
5.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(2)中，所述的金属离子盐的用量至少为100g/t原矿或尾矿。
6.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(3)中，所述的抑制剂为水玻璃、淀粉、糊精、羧甲基纤维素钠和六偏磷酸钠中的至少一种，用量至少为500g/t原矿或尾矿。
7.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(3)中，所述的的捕收剂为脂肪酸类、黄原酸盐类和羟肟酸类中的至少一种，用量为至少300g/t原矿或尾矿。
8.根据权利要求1所述的一种氧化-硫化混合锌矿同步浮选方法，其特征在于：步骤(3)中，调浆时间为5～20min；浮选时间为5～15min。
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